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1、I 摘要摘要 本设计由 1.8Mt/a 选煤厂常规设计和专题论文两部分内容组成。 常规设计是根据生产大样分析，可知原煤为极难选煤，因此采用重介选选 煤方法，并制定了重介-浮选联合的工艺流程。同时，为了更好地回收和净 化介质，对介质量、水量和数质量分别进行了平衡计算。并编制了最终产品平 衡表。 此外，根据选煤厂投产后达到设计所要求的生产指标，进行了设备选型和 计算。根据所选设备和制定的工艺流程，进行了车间工艺布置和总平面布置， 并进行了经济概算，使得所设计的选煤厂具备新工艺、新设备和新的管理理念。 根据在七台河新兴选煤厂实习情况写了新兴选煤厂降低介质消耗 的探讨 ，根据新兴选煤厂介质实际消耗，从
2、介质质量、脱介设备、工艺环节 逐一做了分析，也相应的提出了降低介耗的方法。 关键字：选煤厂 重介-浮选联合 重介质旋流器 工艺流程 II Abstract This design from 1.8 Mt / a conventional coal preparation plant design and thematic content of the two papers. Conventional design is based on the kind of production; coal preparation is very difficult to know for coal, th
3、erefore re-election by coal preparation methods and to develop a joint dense media and flotation floation. At the same time, in order to better recovery and purification media, referred to the quality, water quality and several were conducted balance calculation. And the preparation of the final pro
4、duct balance. In addition, under the coal preparation plant put into operation after a request by the design of the production indicators, the selection of equipment and computing. According to the selected equipment and the development of the process, a workshop of layout and general layout, and th
5、e economic budget, designed to make preparation plant with new technology, new equipment and new management ideas This paper tells about discussion on reducing the medium consumption in the xin-xing coal preparation plant, according to xin-xing coal preparation plant medium actual consumption, mediu
6、m quality, from referral equipment, technology links oneby one to do the analysis, corresponding to the lower-consumption method. Keyword: Coal preparation plant; Dense media and flotation floation process; Dedium medium cyclone; Process III 目录目录 摘要摘要 I ABSTRACT .II 第 1 章 绪论 .1 1.1 选题意义 .1 1.2 选题目的
7、.1 1.3 地理位置及自然状况 .1 1.3.1 矿区位置 .1 1.3.2 地理概况 .1 1.3.3 气象与地震 .1 1.4 供水供电情况 .2 1.4.1 供水情况 2 1.4.2 供电情况 .2 1.5 设计能力与工作制度 .2 1.5.1 选煤厂工作制度 .2 1.6 产品 .2 1.6.1 产品 .2 第 2 章 煤质资料的审查与分析 3 2.1 煤质资料的审查分析 .3 IV 2.1.1 煤质资料的审查 .3 2.1.2 煤质资料的分析 .3 2.2 原煤煤的可选性及可浮性 .4 2.2.1 原煤可选性 .4 2.2.2 煤泥可浮性 .5 第 3 章 选煤工艺 6 3.1 选
8、煤方法的确定 .6 3.2 入洗方式的确定 .6 3.3 工艺流程的确定 .6 3.3.1 准备车间工艺流程 .6 3.3.2 重介工艺流程的确定 .7 3.3.3 脱水作业和精煤回收系统工艺确定 .7 3.3.4 煤泥水系统 .7 3.3.5 悬浮液循环、净化、回收流程 .8 3.4 产品种类 .8 第 4 章 工艺流程计算 .10 4.1 介质流程的计算 .10 4.1.1 给料中煤泥水的计算 .10 4.1.2 计算补加浓介质的性质 .10 V 4.1.3 确定工作介质的性质 .11 4.1.4 分选作业计算 .11 4.1.5 精煤脱介作业的计算 14 4.1.6 中煤脱介作业的计算
9、.16 4.1.7 矸石脱介作业的计算 .18 4.1.8 磁选作业的计算及分流作业的计算 .19 4.1.9 补加新介质及补加水量 .21 4.2 数质量流程计算22 4.2.1 准备作业计算 .22 4.2.2 重介分选作业的计算 .22 4.2.3 浮选浓缩作业计算 25 4.2.4 最终精煤数质量计算 .26 4.3 水量流程的计算26 4.3.1 主洗重介作业的计算 26 4.3.2 精煤脱介作业的计算 26 4.3.3 中煤、矸石脱水作业 27 4.3.4 浮选作业 28 4.3.5 循环水 29 4.4 产品平衡表30 VI 第 5 章 设备选型 .35 5.1 准备作业设备35
10、 5.1.1 预选筛分 .35 5.1.2 破碎 .35 5.2 分选作业设备35 5.2.1 三产品旋流器 .35 5.2.2 脱介筛 .36 5.2.3 弧形筛 36 5.2.4 末精煤离心机 36 5.2.5 磁选机 36 5.2.6 粗煤泥回收 37 5.2.7 原矿浓缩机 37 5.2.8 矿浆预处理器 .37 5.2.9 浮选机 .37 5.2.10 加压过滤机 .38 5.2.11 尾煤浓缩机 38 5.2.12 尾煤压滤机 38 5.2.13 介质桶 38 5.2.14 混料桶 .38 VII 5.3 运输设备 .39 5.4 储煤设备41 5.4.1 原煤仓 42 5.4.2
11、 精煤仓 42 5.4.3 中煤仓 42 5.4.4 矸石仓 .42 第 6 章 选煤厂工艺布置 .43 6.1 工业广场布置43 6.2 主要车间布置43 6.2.1 矿区来煤 .43 6.2.2 筛分破碎车间的工艺布置 .43 6.2.3 重介车间的工艺布置 .43 6.2.4 浮选车间工艺布置 .43 6.2.5 尾煤压滤车间的工艺布置 .44 6.2.6 浓缩车间 .44 6.2.7 原煤仓、产品仓的工艺布置 .44 6.3 总平面图设计的任务和内容44 6.3.1 总平面图设计的任务 .44 6.3.2 总面积设计的内容 .44 VIII 6.4 选煤厂总平面布置情况45 第 7 章
12、 选煤厂经济概算 .46 7.1 劳动定员46 7.1.1 劳动定员的编制 .46 7.2 生产成本计算49 7.3 概算书的编制51 7.4 选煤厂主要生产技术经济指标60 结束语 .61 致 谢 .62 附录 1 专题论文 .63 附录 2 英文翻译 .68 附录 3 大样原始资料及筛分试验表 .81 附录 4 可选性曲线 .95 1 第 1 章 绪论 1.1 选题意义 能源是国民经济发展和人类赖以生存的物质基础。煤炭是我国的主要能源， 其生产量和消费量一直占能源的 70%左右。我国是能源的生产和消费大国， 每年生产和消费煤炭都在十几亿吨以上，大量生产和消费煤炭，无论对区域环 境，还是对全
13、球气候都造成很大影响。为此，国家鼓励和提倡发展洁净煤技术。 但是，我国我国煤炭加工相对落后，原煤入洗率不足 30%，商品煤质量 差，因此煤炭利用率低，燃煤引起的污染严重。为了合理利用煤炭资源提高利 用效率，降低铁路运输量，减少燃煤对大气的污染，有必要大力发展煤炭洗选 加。 选煤作业是煤炭加工的第一步作业，能排除原煤中存在的大部分矸石、硫 分等成分，能有效地减少煤炭运输负担，降低铁路运输量，减少燃煤对大气的 污染，提高煤炭资源利用率和经济效益。因此，发展煤炭洗选加工是有必要的。 1.2 选题目的 选煤厂设计其目的是为适应国民经济发展需要，提高煤炭资源的利率，合 理利用资源、降低环境污染。有计划的
14、解决新建厂和扩建厂的建筑、设备安装、 合理设置生产所需劳动定员，以及原材料供应等一系列问题，并在保证建筑速 度、节约基建投资的基础上，使选煤厂投产后能在最短的时间内获得最佳的经 济效益和社会效益。 结合原料煤的性质和用户对产品的要求，确定一个简单高效、合理可行并 且能够满足技术经济要求的工艺流程，本设计完成年处理原煤能力为 1.8Mt/a 矿井型选煤厂。设计将完成煤质分析、选煤方法的确定、流程确定与计算、设 备选型、车间工艺布置和经济概算等内容。 1.3 地理位置及自然状况 1.3.1 矿区位置 七台河矿务局坐落在黑龙江省七台河市，新兴选煤厂在七台河市桃山区境 内，是设计能力 180 万吨的矿
15、区型洗煤厂。 1.3.2 地理概况 本区地貌为近东西走向的丘陵地形，地势为西+北高，东南抵。 1.3.3 气象与地震 本地区属寒温大陆性气候。据邻近北兴农场气象观测资料： 2 最高气温： 31(7. 8 月) 最低气温： -34(12. 1 月) 年平均气温：0.5 年降雨量：370-631(多集中 8. 9 月) 风向：冬季主要风向 西北风 夏季主要风向 西南风 风力：一般 2-3 级，最大 7-8 级 冻结深度：2-2.2m 根据东北地震办公室提供的桃山水库设计资料，东区地震热度为 6. 1.4 供水供电情况 1.4.1 供水情况 本厂为矿区型选煤厂，故供水单独设置供水系统。 1.4.2
16、供电情况 本厂为矿区型选煤厂，单独设置供电系统。 1.5 设计能力与工作制度 1.5.1 选煤厂工作制度 厂型：大型矿曲型炼焦煤选煤厂 年设计能力为：1.8Mt/a，工作日数为：330 天 ，每日两班生产，一班检 修；每天工作 16 小时。 1.6 产品 1.6.1 产品 主要产品：精煤、中煤、洗混块 副产品：煤泥、矸石 精煤灰分为：8.77% 中煤灰分为：23.39% 煤泥灰分为：57.36% 矸石灰分为：79.55% 本厂所生产的精煤主要供销往鞍本钢，部分出口日本、巴西等国。中煤供 发电厂及本厂锅炉房使用。煤泥可供当地居民使用，矸石可供本地区建筑、道 桥建设的原料或矸石发电厂使用。 3 第
17、 2 章 煤质资料的审查与分析 2.1 煤质资料的审查分析 2.1.1 煤质资料的审查 因为煤质资料是制定选煤工艺流程、进行流程计算和设备选型的基本依据。 煤质资料的可靠性，所以对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用。为 确保设计的可靠性、合理性，必须对煤质资料进行审查。本次设计所有的资料 都经过了校正，是准确可靠的数据。 煤质资料主要是筛分浮沉试验资料、应用在工艺流和计算之前，应经过审 查、考证、调整和综合；是制定选煤工艺流程、进行流程计算和设备选型的基 本依据。煤质资料的可靠性，对设计流程和选用设备的合理性起着决定性作用。 为确保设计的可靠性、合理性，首先对煤质资料进行审查所有的资料均
18、经过校 正，为准确可靠的数据。 煤质资料是经过采样、试验、制样、化验、计算等工序而完成的，各工序 都可能产生误差。对筛分或浮沉试验资料、试验后煤样重量的比的差值不得超 过 2%。试验结果的灰分差值有不同的限度，筛分试验总样灰分与试验后各料 级产物灰分的加权平均值，以及浮沉试验前煤样灰分与试验后各密度级产物灰 分的加权平均值的差值。按其灰分不同、粒度不同有不同规定。 在计算的所有表纵向与横向累计灰分的加权平均值的绝对差小于 0.2%。 并对绝对值大于 0.2%的进行了产率校正。经审核，各资料的精确性均符合国 家标准。 本选煤厂常规设计所依据的原始资料如下： 1.原煤筛分总样化验结果表。 （见附录
19、 3， 表 1） 2.原煤筛分试验结果表。 （见附录 3， 表 2） 3. +50mm 煤与夹矸煤破碎后筛分试验。(见附录 3.，表 3) 4. 0.5-0mm 粉煤筛分试验表。 (表见附录 3， 表 4) 5.50-0mm 自然级浮沉试验表。 (见附录 3， 表 5) 6.50-0mm 破碎级浮沉试验表。 (见附录 3， 表 6) 2.1.2 煤质资料的分析 选煤厂设计的关键是采用即适合原煤实际特性，又满足煤炭用户需求的加 工方法。煤质资料分析是制定工艺流程，进行流程计算和设备选型的基本依据， 其目的，是进一步的了解煤的内在特性和制定合理的选煤的工艺流程。其内容 包括煤的物理性质、化学性质、
20、筛分和浮沉资料、可选性等。由表 2-1 可知： 4 表 2-1 原煤筛分总化验表 化验项 目 MadAdVdafSt,dQgr,d 收缩度 胶质层 粘结性系 数 煤样 %Mj/KgX,mm Y，mm G 毛煤 1.8927.0629.80.1893.023006 净煤 0.658.3440.480.3038115 1.原煤的水分：有所给资料可知 Mad=1.89%,属于低水分煤。 2.煤种的判定：由表 2-1 可知原煤可燃体挥发分 Vdaf=29.8%,在 28-37%之 间最大胶质层厚度 Y=11、精煤脱介：取弧形筛脱的介质假设经弧形筛固体含量不变，即 ， 0 18 r0 18 Q0 18
21、A 则：，%51.45 1019 rr1891.155 1019 QQ%77 . 8 1019 AA 由精煤带走的煤泥量为： 0 2022 cc GG %22.16 02.87 02.31 %51.45 5 . 0 13 1920 r r rr htrQQ i /32.55%22.16341 2020 5736 . 9 20 A %287.29 02.87 56 %51.45 5 . 0 13 1922 r r rr htrQQ i /86867.99287.29341 2222 32584 . 8 287.29 5736 . 9 22.1677 . 8 51.45 22 20201919 2
22、2 r ArAr A 、中煤脱介：假设经弧形筛固体含量不变，即 ，0 17 r0 17 Q0 17 A 则：， %69.18 916 rr7329.63 916 QQ39.23 916 AA 由中煤带走的煤泥量为：0013097757 . 0 24 c G %69.18 924 rr 7329.63 924 QQ 39.23 24 A 、矸石脱介：假设经弧形筛固体含量不变，即 25 ，0 15 r0 15 Q0 15 A 则： %06.18 814 rr5846.61 814 QQ%55.79 814 AA 由矸石带走的煤泥量为： htGc/0 26 则：%06.18 826 rr 5846.
23、61 826 QQ 55.79 826 AA 3、精煤脱水作业 入料： %287.29 22 rhtQ/86867.99 22 32584 . 8 22 A 取离心机的效率为：=100% 即： %287.29 2822 rr86867.99 2822 QQ 32584 . 8 2822 AA 4、磁选作业 、精煤磁选： %9776 . 8 341 61377174.30 32 32 i c Q G r 61377174.30 32 Q 18.22 2132 AA 、中煤矸石磁选： %7168 . 8 341 72442138.29 35 35 i c Q G r 72442138.29 35
24、Q18.22 35 A 5、粗煤泥回收作业 在精煤磁选尾矿和离心液中回收粗精煤 入料： %9776 . 8 341 61377174.30 32 32 i c Q G r61377174.30 32 Q 18.22 32 A 假设 0 39 r0 19 Q0 39 A 则 %9776 . 8 3238 rr61377174.30 3238 QQ18.22 3238 AA 在中煤矸石磁选尾矿中回收粗中煤 入料： %7168 . 8 35 r72442138.29 35 Q18.22 35 A 假设 0 36 r0 36 Q0 36 A 26 则 %7168 . 8 3735 rr72442138
25、.29 3735 QQ18.22 3735 AA 6、主洗精煤产品总量 %507.4522.16287.29 2022 rrr主 17887.155341%507.45 主主主 QrQ 77 . 8 507.45 57136 . 9 22.1632584 . 8 287.29 20202222 主 主 r ArAr A 4.2.3 浮选浓缩作业计算 1 原矿浓缩 %6944.179776 . 8 7168 . 8 383742 rrr 33819.6061377174.3072442138.29 383742 QQQ 18.22 6944.17 18.229776 . 8 18.227168
26、. 8 42 38383737 42 r ArAr A 假设 %6944.17 4342 rr33819.60 4342 QQ 18.22 4342 AA 2 矿浆预处理搅拌 6944.17 4345 rr33819.60 4345 QQ 18.22 4345 AA 3 浮选作业 假设精煤过滤机脱水返回矿浆处理器物料为 0 由精煤浮沉实验得，根据等得浮选精煤灰分，浮选精煤产率5 . 8A %72 入料 %6944.17 4546 rr33819.60 46 Q18.22 46 A 则浮选精煤 %74.12%726944.17 4648 rrr htrQQ i /44.43%74.12341 4
27、848 5 . 8 48 A 浮选尾煤 27 %954432 . 4 %726944.176944.17 484647 rrr 8946.16341%954432 . 4 4747 i QrQ 36.57 954432 . 4 5 . 874.1218.226944.17 47 48484646 47 r ArAr A 4 浮选精煤过滤 设滤液中固体含量为 0 则 0 49 r0 49 Q0 49 A 74.12 4850 rr44.43 4850 QQ5 . 8 50 A 5 浮选尾煤浓缩 设溢流中固体含量为 0 则 0 51 r0 51 Q0 51 A %954432 . 4 4752 r
28、r8926.16 52 Q%36.57 52 A 6 浮选尾煤压滤 设滤液中固体含量为 0 则 0 53 r0 53 Q0 53 A %954432 . 4 5452 rr8926.16 54 Q%36.57 54 A 4.2.4 最终精煤数质量计算 %247.5874.12507.45 50 rrr 主精 htQ/622.198 精 71 . 8 5050 总 主主 精 r ArAr A 4.3 水量流程的计算 4.3.1 主洗重介作业的计算 由介质流程计算可知： 2083.14 n W 3 (/ )mh9329.17 8 W 3 (/ )mh 19623.87 9 W 3 (/ )mh20
29、259.763 10 W 3 (/ )mh 4.3.2 精煤脱介作业的计算 1、弧形筛水量： 20259.763 10 W 3 (/ )mh4017665.572 18 W 3 (/ )mh8007335.190 19 W 3 (/ )mh 2、脱介作业： 水量为： 59455.77 13 W 3 (/ )mh1891.155 偱 W 3 (/ )mh 4712309 . 5 20 W 3 (/ )mh4892336.400 21 W 3 (/ )mh623919.17 22 W 3 (/ )mh 28 3 磁选作业： 4892336.400 21 W 3 (/ )mh ， 78247916.
30、20 31 W 3 (/ )mh7067544.379 32 W 3 (/ )mh 4 精煤离心脱水 623919.17 22 W 3 (/ )mh 假设末精煤带走的水分为： %10 28 Q W 09654.11868876.99 10100 100 28 W 3 (/ )mh 则： 527377 . 6 09654.11623919.17 282227 WWW 3 (/ )mh 5 粗精煤回收： 2341316.386527377 . 6 7067544.379 2732 WWW入 3 (/ )mh 0 39 W 3 (/ )mh2341316.386 38 入 WW 3 (/ )mh 4
31、.3.3 中煤、矸石脱水作业 1、弧形筛的水量： 中煤 19623.87 9 W 3 (/ )mh0795014.13 16 W 3 (/ )mh11676286.74 17 W 3 (/ )mh 矸石 93298.17 8 W 3 (/ )mh68994452 . 2 14 W 3 (/ )mh24303.15 15 W 3 (/ )mh 2、脱介筛： 中煤喷水量： 49316.25 12 W 3 (/ )mh98623.50 中偱 W 3 (/ )mh 31199905.78 23 W 3 (/ )mh24698235.11 24 W 3 (/ )mh 矸石喷水量： 88712.19 11
32、 W 3 (/ )mh77424.39 矸偱 W 3 (/ )mh 7737294 . 8 26 W 3 (/ )mh577581.53 25 W 3 (/ )mh 3 分流作业 7615648.661 0 W 3 (/ )mh8937717.102 30 W8677931.558 29 W 4 磁选作业 78335.234577581.5331199905.788937717.102 25233033 WWWW 5161523.33 34 W 3 (/ )mh2671995.201 35 W 3 (/ )mh 5 粗中煤回收 2671995.201 3537 WW 3 (/ )mh0 36
33、W 3 (/ )mh 6 原矿浓缩 5013311.5872341316.3862671995.201 383742 WWW 3 (/ )mh 29 设液固比3 43 R 01457.181333819.60 434343 RQW 3 (/ )mh 4867611.406 434244 WWW 4.3.4 浮选作业 1、矿浆预处理器： 01457.181 4645 WW 3 (/ )mh 2、浮选机： 设泡沫精煤的液固比：0 . 3R 32.130344.43 4848 RQW 3 (/ )mh 69457.5032.13001457.181 484547 WWW 3 (/ )mh 3、精煤过
34、滤 设精煤滤饼水分为 0.5m3： 这样冲水为72.2144.435 . 05 . 0 50 QW消 精煤带走水分为%16 50 Q W 2742 . 8 16100 16 5050 QW 7657.1432742 . 8 72.2132.130 504849 WWWW 消 78.3247657.14301457.181 494546 WWW 46027.19432.13078.324 484647 WWW 4、尾煤浓缩： 设浓缩底流中液固比：3 . 1R 96.216 . 18926.16 5252 RQW 3 (/ )mh 49989.17296.2146027.194 524751 WW
35、W 3 (/ )mh 5、尾煤压滤： 取尾煤压滤水分为，则滤饼带走的水量为：%22 54 Q W 7645 . 4 8826.16 22100 22 100 52 54 54 54 Q W W W Q Q 3 (/ )mh 195.177645 . 4 96.21 545253 WWW 3 (/ )mh 4.3.5 循环水 18165.5964867611.406195.1749989.172 445351 WWWW偱 3 (/ )mh 30 4.4 产品平衡表 表 4-4-1 介质系统平衡表 GGcGfW 原煤带入煤泥水 60.42560.425-14.208 31 脱介用水 -368.92
36、4 补加水 -240.957 补加新介质 0.3050.0010.304- 合计 60.73060.4260.304624.090 精煤带走 0.1480.0700.07823.095 中煤带走 0.0390.0130.02511.247 矸石带走 0.0190.0040.0158.774 磁选精煤尾矿 30.68530.6140.072379.707 磁选中矸尾矿 29.84029.7240.115201.267 合计 60.73060.4250.305624.090 差额 0.0000.0000.0000.000 表 4-4-2 循环系统平衡表 项目 VGGcGfW 精煤磁选返回 合格介质
37、桶 29.189 37.595 1.880 35.715 20.782 32 分流返回 682.738 322.462 127.238 195.231 558.868 中矸磁选返回 合格介质桶 47.073 60.630 3.031 57.599 33.516 补加介质 -0.305 0.001 0.304 - 补加水 240.957 -240.957 合计 1000.000 420.992 132.142 288.850 854.124 排出 1000.000 420.992 132.142 288.850 854.124 差额 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 表
38、 443 选煤过程中最终水量平衡表 项目水量精煤 24.842 脱介用水 368.924 中煤 11.247 补加水 240.957 产品带走矸石 8.774 33 小计 609.882 煤泥 4.765 浮精冲水 21.720 小计 49.627 原煤带入水 14.208 浓缩溢流 578.987 小计 35.928 返回水量压滤机 17.195 小计 596.182 进入总水量 645.808 排出水量 645.808 表 4-4-4 重介系统水耗及介耗 项目总耗量每吨原煤消耗 t/h 水量消耗循环水 596.1821.748333 34 清水 49.6280.145537 合计 645.
39、8101.893871 精煤带走 0.077590.000228 中煤带走 0.0250.000075 矸石带走 0.0149150.000044 介质消耗 合计 0.1179950.000346 磁选尾矿合计 0.1867030.000548 合计 0.3046980.000894 表 4-4-5 选煤最终产品平衡表 产品产率小时产量日产量年产量灰分水分 块煤 16.2255.32885.12920909.579.00 末煤 29.2999.871597.95273078.3310.00 35 浮选精煤 12.7443.44695.02293638.5016.00 合计 58.25198.6
40、33178.110487598.7111.12 中煤 18.6963.731019.733651023.3915.00 浮选尾煤 4.8516.89270.38920357.3622.00 矸石 18.0661.58985.432516779.5515.00 总计 100.00341.005456.0180000026.654512.70 第 5 章 设备选型 矿区型选煤厂不均衡系数的确定：筛分破碎车间不均衡系数 K=1.15；重 力选煤车间的不均衡系数 K=1.15，但车间内煤泥水净化回收的有关设备的不 均衡系数 K=1.25；浮选车间的不均衡系数 K=1.2；浓缩车间、机制水池及泵 房、煤
41、泥沉淀池及其煤泥水系统的不均衡系数 K=1.25；矸石运输系统及矸石 山的不均衡系数 K=1.25。 36 5.1 准备作业设备 5.1.1 预选筛分 取: 1.15 hmtq 2 /50k64 . 8 F84 . 7 50 34115 . 1 q kQ F htF/ 入料量，所需筛面面积 筛分机单位面积处理量不均衡系数 qk 确定筛分机所需台数： 191 . 0 64 . 8 84 . 7 n 式中: nF 筛分机台数 -选用筛分机的有效面积 故需一台型号为 YA2436 圆振动筛。 5.1.2 破碎 采用 2PGC-600750 双齿辊破碎机 1807 . 0 60 1135.4215 .
42、 1 5 e Q kQ n 5 为实际进入破碎机的物料量 e 破碎机单台处理能力 故选用一台 2PGC600750 双齿辊破碎机 5.2 分选作业设备 5.2.1 三产品旋流器 htQ/3411.25K htQe/230 150手选 小计0.000.000.000.000 煤255.0371.703.1015.4715.07 夹矸煤20.3155.710.2533.4433.04 矸石80.32522.580.9882.4382.03 硫铁矿0.000.000.000.000.00 150100手选 小计355.67100.004.3331.6231.22 煤430.5965.325.2418
43、.6418.24 夹矸煤23.0343.490.2838.8538.45 矸石205.59231.192.5083.2382.83 硫铁矿0.000.000.000.000 10050手选 小计659.216100.008.0239.4939.09 50 小计(_除矸石)小计728.969100.008.8718.5818.18 5025煤1026.80715.9512.5035.1534.75 2513煤1048.56716.2912.7634.6334.23 136煤1197.71718.6114.5828.327.90 63煤1077.17516.7313.1122.2121.81 30
44、.5煤2086.94832.4225.4020.1119.71 500.5 小计煤6437.214100.0078.3626.7526.35 82 0.50煤763.14510.609.2916.916.50 500 小计煤7200.359100.0087.6525.7125.31 总计8215.245100100.0027.0726.67 筛前煤样8227.48426.670 误差12.23900-0.400 除+50mm 矸石后煤样7929.32810096.5225.0524.65 未进入浮沉+50mm 矸石285.9171003.4883.0182.61 表 3 50mm 煤与夹矸煤破
45、碎后筛分试验 粒级mm M, kg占本级%占全样%Ad%校正Ad% 5025289.96340.743.5321.8521.39 2513182.59325.652.2218.1417.68 136110.66215.551.3517.1416.68 6357.8828.130.7014.614.14 30.570.699.930.8613.2712.81 500.5711.79100.008.6618.7218.26 0.5017.1682.360.2115.3514.89 500728.958100.008.8718.6418.18-0.46 总计8215.245 表 4 0.5-0mm
46、自然级与破碎级筛分实验 自然级破碎级粒 级Mkg占本级%占全样%Ad%Mkg占本级%占全样%Ad% 123456789 0.513.8931.820.1716.710.2811.640.0011.94 0.50.25191.0325.032.3316.173.9523.010.0513.25 0.250 0.125203.26226.632.4717.434.65827.130.0614.35 0.125 0.07522.4062.940.2719.131.0085.870.0118.83 0.0750.04583.06610.881.0117.11.91111.130.0215.56 1.8
47、288.25528.623.5183.75291.93328.793.5582.75 去煤泥1007.209100.0012.2635.101014.1100.0012.3434.80 浮沉煤泥19.5991.910.2438.0334.4673.290.4233.19 总计1026.808100.0012.5035.161048.567100.0012.7634.74 除矸煤样8215.245 13-6mm6-3mm 产率%产率% 数量占本级占全样灰分数量占本级占全样灰分 M kgr%r%Ad%M kgr%r%Ad% 1011121314151617 73 192.67316.452.353
48、.62265.50826.103.233.15 498.17142.536.0610.95393.36538.674.7910.23 167.714.322.0423.12151.10814.861.8422.00 36.5553.120.4436.0234.9523.440.4334.79 27.3632.340.3346.2225.42.500.3145.04 249.00221.263.0381.53146.87114.441.7979.01 1171.464100.0014.2628.091017.204100.0012.3821.77 26.2572.190.3235.6359.9695.57